岩土爆破设计题与案例分析试题参考答案未缩.doc

岩土爆破设计与案例分析试题参考答案25第一部分 设计题参考答案（内部资料，个人见解，错误难免，仅供参考，灵活使用）设计1：总体方案：采用露天浅孔台阶松动爆破，边坡部位采用预裂爆破。将7.5m高的开挖体分5层进行爆破，每个台阶高度为H=1.5m。（1）由于是浅孔爆破，所以选择炮孔直径为40mm。为了控制爆破振动，确定单孔装药量Q=0.45kg<0.5kg。采用药卷直径为32mm，长度为200mm，单卷药量150g的炸药。装药长度：Lc=3×200=600mm=0.6m抵抗线：W=（24-45）d 或 W=（0.4-1.0）HW=0.8H=0.8×1.5=1.2m超深：h=(0.1-0.15)H=0.15-0.225,取0.2m。炮孔深度：L=H+h=1.5+0.2=1.7m采用三角形布孔方式，炮孔密集系数m=1.15，即a=1.15b，由题已知单耗q=0.35kg/m3由于Q=q·V= q·a·b·H=1.15b2·q·H，将已知数据代入，计算得排距b=0.85m，孔距：a=1.15b=1.15×0.85=1.0m。填塞长度：Lt=L-Lc=1.7-0.6=1.1m根据经验公式计算填塞长度：Lt=（20-30）d=0.8-1.2m，为了满足控制飞石的要求，取大值，所以Lt取1.1m是合适的。装药结构：采用连续装药结构，即每个炮孔从孔底向上连续装入3个药卷，装药长度为0.6m，其余1.1m全部用于填塞。（2）预裂爆破参数设计孔径d取40mm；孔间距S=（8-12）d，取10d，S=10×40=0.4m；预裂孔采用垂直孔，孔深等于台阶爆破时的浅孔深度，L=1.7m；线装药密度取L线=250-350g/m，由于炮孔较浅，所以取小值，按L线=250g/m计算；填塞长度Lt=（10-20）d，取15d=0.6m；装药长度Lc=L-Lt=1.7-0.6=1.1m；单孔装药量Q=Lc×L线=1.1×250=275g；装药结构：不耦合装药，底部0.2m采用加强装药（线装药密度400g/m，装药量80g），中间0.6m采用正常装药（线装药密度250g/m，装药量150g），上部0.3m采用减弱装药（线装药密度150g/m，装药量45g）。（3）起爆网路设计在每个台阶爆破时，预裂孔提前起爆，由于受同段最大药量的限制，预裂孔起爆时按单孔起爆。正常台阶浅孔爆破时也采用单孔起爆。主炮孔在预裂缝形成的条件下，按单孔顺序起爆。预裂孔每孔之间逐孔起爆，待预裂孔完全起爆后，主炮孔逐孔起爆。预裂孔主炮孔（4）安全防护措施严格控制最大同段药量不超过0.5kg，预裂爆破和台阶爆破时都采用单孔顺序起爆。为了防止爆破时产生飞石，在每个炮孔孔口位置用沙袋压盖。另外在被保护的石碑和凉亭上采用草帘或帆布进行防护，以防个别飞石飞溅到石碑和凉亭上时对他们造成损伤。设计2：简述你曾参与过的预裂或光面爆破工程技术设计？提示：从以下几个方面说明：（结合实例） 实施预裂或光面爆破地段的地质情况；如在公路路堑开挖时采用了预裂爆破，岩体为花岗岩，坚固性系数f=12-16，中等风化，解理裂隙发育，无水。 控制爆破参数。预裂爆破参数应包括：孔径、孔间距、钻孔长度、钻孔角度、线装药密度、单孔装药量、装药结构、填塞长度等。光面爆破参数应包括：孔径、光爆破层厚度（抵抗线）、孔间距、钻孔长度、钻孔角度、线装药密度、单孔装药量、装药结构、填塞长度等。 起爆方式。注意预裂爆破时，可以先于主爆区单独起爆，也可以与主爆区同一次起爆，但比主爆区要提前90-110ms起爆。光面爆破时，光面孔与主爆区炮孔同次起爆时，光面孔在主爆区起爆后再起爆，时差100ms左右，光面孔也可以在主爆区起爆后单独起爆，主爆区爆破后的碴堆清运后再实施光面爆破，则光面爆破的效果会更好。 爆破效果，说明预裂爆破或光面爆破后的效果如何，从半孔率、壁面的平整度，观感等方面进行描述。 爆破设计的调整，根据爆破效果，对爆破方案进行调整情况及调整后的爆破效果。某地石方开挖，岩体为花岗岩，坚固性系数f=12-16，中等风化，解理裂隙发育，无水。主体石方开挖采用从上而下台阶，多点进行。采用光爆方法。光爆参数：1、孔网参数：炮孔直径d=70mm，孔距a=1.2-1.3，光爆层厚度1.5-2.0m。钻孔方向与边坡方向一致。钻孔神父与梯段高度吻合，斜边坡孔深L=14.2m(超深0.3m)。2、装药参数：采用直径32mm乳化炸药，不耦合系数2.3,线装药密度为0.5kg/m，光爆层底部1.3m为加强装药，线装药密度为1.0kg/m.3、填塞：填塞长度为1.5m。4、起爆网络：采用导爆索非电起爆系统同时起爆。起爆顺序依次为主炮孔、光爆层、光爆孔。段间隔时间差不小于50ms。爆破效果：所有的光爆部位均沿光爆炮孔连线方向切开，石质坚硬的口部几乎无破坏。边坡半孔率达到90%以上，围岩稳定、平整。爆破后出现下列现象，请分析原因并说明如何调整爆破设计？（1） 表面未产生裂缝；可能的原因：孔间距大、装药量不足、岩石坚硬。调整爆破设计的方法：缩小孔间距、增加线装药密度。（2） 孔口破坏严重，壁面也有破损；可能的原因：线装药密度大、填塞长度小、岩体完整性差（如解理裂隙很发育）。调整爆破设计的方法：降低线装药密度，孔口部位的线装药密度降低得多些，增加填塞长度。（3） 孔口破坏严重，下部壁面质量正常；可能的原因：上部线装药密度大，填塞长度小。调整爆破设计的方法：增大填塞长度，减小上部装药密度。（4） 孔口破坏严重，但下部未形成裂缝；可能的原因：孔口部位岩体解理裂隙发育或线装药密度高了或填塞长度不足，下部线装药密度低了。调整爆破设计的方法：减小孔口线装药密度、增加填塞长度，增大下部线装药密度。（5） 下部壁面很好，但表面未形成裂缝；可能的原因：下部药量不足。调整爆破设计的方法：增加下部线装药密度。设计3：根据题意，可以绘出隧道断面形状如图1所示。经计算断面的面积S=23.62m2。总体方案：采取全断面开挖。选用垂直孔掏槽，中间钻一个孔径为89mm的空孔，在空孔的四周均匀布置4个掏槽孔。周边孔使用光面爆破。 图1 隧道断面 图2 掏槽孔布置图（1）掏槽孔数目N1=4个（不含空孔），辅助孔数目N2=32个，周边孔数目N3=30个，炮孔总数N=66个。掏槽孔的布置图如图2所示，6个掏槽孔均匀地布置在半径为200mm的圆上，中心点为直径89mm的空孔，所有掏槽孔都是垂直孔，孔深均为3m。炮孔布置图如图3所示，在每个炮孔附近的数字表示起爆顺序。周边孔间距，拱顶部位0.55m，立墙部位0.65m，底眼0.6m，辅助孔间距0.75m，光爆层厚度为0.61m，周边孔的炮孔密集系数m=0.9。周边孔距开挖轮廓线0.1m，并向外倾斜4°，使孔底在轮廓线外0.1m。图3 炮孔布置图（单位：mm）（2）利用下述公式估算出总钻孔数： 实际布置炮孔数为66个（不包含空孔），与计算结果相近，比较合理。设炮孔利用率为90%，已知每循环进尺L进=2.5m，所以炮孔深度为L=2.5/90%=2.8m，掏槽孔深度比其他孔加深0.2m，即掏槽孔的深度为3.0m。总钻孔量L总=4×3.0+（66-4）×2.8=185.6m（不包括空孔）每次循环爆破方量V=S×L进=23.6×2.5=59m3每立方米钻孔量=L总/V=185.6/59=3.15m/m3取掏槽孔填塞长度为装药长度的0.25倍，辅助孔和周边孔的填塞长度为装药长度的0.3倍，则有：掏槽孔填塞长度Lt1=3.0×0.25/（1+0.25）=0.6m掏槽孔装药长度Lc1=3-0.6=2.4m辅助孔和周边孔的填塞长度Lt2=2.8×0.3/（1+0.3）=0.6m辅助孔和周边孔的装药长度Lc2=2.8-0.6=2.2m掏槽孔和辅助孔都采用32×200mm，质量150g的药卷。周边孔线装药密度取值为0.3kg/m。掏槽孔装药量为Q1=N1×Lc1/0.2×0.15=4×2.4/0.2×0.15=7.2kg辅助孔装药量为Q2=N2×Lc2/0.2×0.15=32×2.2/0.2×0.15=52.8kg周边孔装药量为Q3=N3×Lc2×0.25=30×2.2×0.3=19.8kg为了将爆破后的岩碴抛出，每个底眼中增加1卷药，9个底眼共增加1.35kg炸药。总装药量Q=Q1+Q2+Q3+1.35=7.2+52.8+19.8+1.35=81.15kg单位体积炸药消耗量q=Q/V=81.15/59=1.38kg/m3（3）掏槽孔、辅助孔和周边孔的装药结构分别见图4、图5和图6.1-导爆管 2-填塞物 3-32×200mm药卷 4-导爆管雷管图4 掏槽孔装药结构1-导爆管 2-填塞物 3-32×200mm药卷 4-导爆管雷管图5 辅助孔装药结构1-导爆管 2-填塞物 3-导爆管雷管4-导爆索 5-22药卷6-32药卷图6 周边孔装药结构（4）起爆网路图每个炮孔内装一发导爆管雷管，段别与图3中炮孔顺序号一致。孔外使用瞬发导爆管雷管进行网路连接，采用“大把抓”的方式，将每8-10个左右的导爆管绑扎在1个连接雷管上，再将连接雷管连接在1个总起爆雷管上即可。（图略）设计4：总体方案：为了保证在沟槽开挖过程中，爆破时在住宅楼产生的振动不超过爆破安全规程允许标准（一般砖房v=2.5cm/s），所以，采用预裂爆破、松动爆破和毫秒延期起爆技术。为了加快开挖进度，开挖顺序从两端向中间同时推进，但两端不能同时起爆。开挖时，延深方向一次爆破高度4m，即台阶高度H=4m。由公式导出，爆区岩石为中风化花岗岩，属硬岩，K和分别取100和1.4，R=20m。将已知数据代入公式，计算得， 由计算结果分析可知，一次开挖深度为4m是可行的。（1）沟槽爆破参数采用垂直浅孔松动爆破，爆破参数选取如下：孔径d，选取炮孔直径40mm；超深：h=(0.1-0.15)H=0.4-0.6m,取h=0.5m；孔深：L=H+h=4+0.5=4.5m单耗：岩石为中风化花岗岩，f应在16左右，炸药单耗q=0.5-1.2kg/m3，取0.9kg/m3，采用三角形布置炮孔，m=1.15。填塞长度：Lt=（20-30）d=0.8-1.2m：为了控制飞石，取Lt=1.1m，用炮泥进行填塞；装药长度：Lc=L-Lt=4.5-1.1=3.4m；单孔装药量Q：为了充分利用炮孔，每个炮孔除了保证填塞长度以外，其余全部用于装药。采用32×200mm，质量为150g的药卷，则每个孔的装药量为Q=Lc/0.2×0.15=3.4/0.2×0.15=2.55kg；排间距:由Q=qabH=1.15qb2H，将已知数据代入求得b=0.80m；孔间距：a=mb=1.15×b=1.15×0.8=0.9m；注：布置炮孔时，保证主炮孔孔底与预裂孔之间保持0.2m的距离。装药结构：连续装药；每次爆破规模：由于单孔装药量与最大允许同段药量接近，所以采用单孔起爆，考虑到导爆管段别和起爆网路的安全问题，所以每次起爆最多为30个孔。（2）主炮孔平面布置图和剖面图如图1所示。1-主炮孔 2-预裂孔图1 主炮孔平面布置图和剖面图（包括预裂孔）（3）预裂爆破参数：孔径：d=40mm；孔距：a=（8-10）d，取10d，a=0.4m；预裂孔倾角：与开挖沟槽边坡的角度一致，与水平的夹角为80°；超深：与主炮孔的超深一样，即为0.5m；预裂孔深度：L=H+h=4.5m，预裂孔长度L预=L/sin80°=4.6m线装药密度：q线取250g/m；填塞长度：Lt=0.75-1.0m，取Lt=0.9m；预裂单孔装药量：Q预=（L预-Lt）q线=（4.6-0.9）×0.25=0.925kg；由于允许的最大同段药量为2.95kg，所以预裂孔同段孔数为2.95/0.925=3个；装药结构：采用不耦合装药，将药卷捆绑在导爆索上，用孔内导爆管雷管引爆导爆索，导爆索的长度与装药长度一样长。（4）起爆网路：沟槽开挖时，每一开挖段内先起爆预裂炮孔，3个预裂孔为一段顺序起爆。之后，起爆主炮孔，主炮孔单孔起爆，最多不超过30个，考虑到每排炮孔为4个，所以，每次起爆以7排为宜。图略。（5）安全防护：为了保证爆破时住宅楼的安全，减小爆破振动和飞石的危害，采取预裂爆破和微差爆破技术，填塞时保证填塞的长度和填塞质量，使用炮泥进行填塞。并采取以下防护措施：采用汽车外胎覆盖爆区，并用沙袋压盖在轮胎上面。注：沟槽开挖时，也可采用直线掏槽方式进行布置炮孔，在沟槽的中心线上钻一排稍密的炮孔，其它炮孔参数正常。起爆时，预裂孔起爆之后，中心线的主炮孔先起爆，之后中心线两侧的炮孔依次起爆。设计5：此题与设计3类似，只是掏槽方式改用斜孔掏槽，所以这里只讲掏槽孔的布置，其它计算略去。总体方案：全断面开挖，采用复式楔形掏槽，周边采用光面爆破。掏槽炮孔的布置如图1所示。掏槽孔比其他炮孔深0.1m-0.2m，所以辅助孔和周边孔的深度应为1.1-1.2m。周边孔间距，拱顶部位0.55m，立墙部位0.65m，底眼0.6m，辅助孔间距0.75m，光爆层厚度为0.61m，周边孔的炮孔密集系数m=0.9。周边孔距开挖轮廓线0.1m，并向外倾斜4°，使孔底在轮廓线外0.1m。（2）利用下述公式估算出总钻孔数： 实际布置炮孔数为45个，与计算结果相近，比较合理。设炮孔利用率为90%，已知每循环进尺L进=1.2m，所以周边和辅助炮孔深度为L=1.1m。取掏槽孔填塞长度为装药长度的0.25倍，辅助孔和周边孔的填塞长度为装药长度的0.3倍，则有：掏槽孔填塞长度Lt1=1.3×0.25/（1+0.25）=0.2m掏槽孔装药长度Lc1=1.2-0.2=1.0m辅助孔和周边孔的填塞长度Lt2=1.1×0.3/（1+0.3）=0.25m辅助孔和周边孔的装药长度Lc2=1.1-0.25=0.85m掏槽孔和辅助孔都采用32×200mm，质量150g的药卷。周边孔线装药密度取值为0.3kg/m。掏槽孔单孔装药量为Q1=1.0×0.75=0.75kg辅助孔装药量为Q2=0.85×0.75=0.6kg周边孔装药量为Q3=0.85×0.3=0.26kg为了将爆破后的岩碴抛出，每个底眼中增加1卷药，9个底眼共增加1.35kg炸药。单位体积炸药消耗量q= 1kg/m3（4）起爆网路图每个炮孔内装一发导爆管雷管，段别与图中炮孔顺序号一致。孔外使用瞬发导爆管雷管进行网路连接，采用“大把抓”的方式，将每8-10个左右的导爆管绑扎在1个连接雷管上，再将连接雷管连接在1个总起爆雷管上即可。（图略）设计6：按照题意的要求，开挖的区域为第二层中间的槽挖部位，为了保护岩锚梁岩台，两侧保护层留3-4m，则槽挖部位的宽度为33.4m-2×3.5m=26.4m，高度为7m。总体开挖方案：采用垂直深孔台阶松动爆破，在开挖连线设置预裂爆破炮孔。（1）梯段爆破参数设计：孔距a，由于每排布置12个炮孔，所以，a=26.4/22=2.2m；排距b，采用正方形布孔，m=1，b=a/m=2.2/1=2.2m；孔径d，按照b=w=（25-45）d，岩性中等硬度，所以，取b=35d，则d=b/35=2.2/35=63mm，选用HCR-C180型潜孔钻机，钻孔直径d=65mm；超深h，h=（8-12）d，取9d，则h=9×65mm=0.6m；孔深，L=H+h=7+0.6=7.6m；填塞长度Lt，Lt=（20-30）d=25×65=1.6m；装药长度Lc，Lc=L-Lt=7.6-1.6=6m炸药种类，由于炮孔直径较小，选用改性铵油炸药药卷，药卷密度为1g/cm3，药卷直径为58mm，药卷长度为400mm，则每个药卷质量为1kg；每孔装药量，Q=Lc/0.4×1=15kg；炸药单耗，q=Q/（a×b×H）=6/（2.2×2.2×7）=0.44kg/m3，爆破区段为软硬相间的砂岩和泥岩，所以炸药单耗应介于0.4-0.5kg/m3之间，因此，q=0.44kg/m3比较合适；装药结构：不耦合连续装药，炮孔直径65mm，药卷直径58mm。（2）爆破网路设计采用逐孔起爆，选用Orica高精度导爆管雷管。孔内采用200ms延期的导爆管雷管。孔外主控排（第一排）中间孔先起爆，相邻孔之间保持17ms延期间隔，排间延期时间间隔为25ms。起爆网路如图1所示。图中每个孔口位置的数字表示地表延期到该孔时所用的时间，单位为ms。1-预裂孔 2-主炮孔 3-自由面起爆网路图设计7：总体方案：采用定向崩塌控制爆破，采用台阶中深孔（必要时采用浅孔）松动爆破处理危岩体E块和D块，采用扇形中深孔定向崩塌危岩体A块和B块。钻孔时，避免站在AB块的上方直接钻孔，以防危岩滚落。处理危岩体的顺序是：从上向下，逐层处理。具体地讲，在任何一个南北垂直剖面上，保留A块不动，先处理E块和D块的上部，当处理到A块的中部时（此时A块已高出DE块），在A块北侧上部的岩壁上钻垂直扇形孔。然后，再次降低D、E块高度，再在A块北侧下部的岩壁上钻垂直扇形孔。将D、E块处理完后，在B块上钻扇形炮孔，将B块一次处理掉。处理顺序如下图所示。1-7 岩体处理顺序 黑实线表示最终边坡危岩体处理顺序剖面图扇形孔爆破参数设计：根据题意，孔径D=60mm，孔深L=1020 m，钻孔的倾斜角度取为30°60°。布孔图如书图所示。炸药单耗：为了避免飞石的危害，本次爆破炸药单耗选取0.40.5kg/m3,。装药结构：孔开始端采用间隔装药，其余均为连续装药。起爆网络：为了达到定向崩塌和降振目的，采用电爆网络起爆，每个台阶28段毫秒延时，起爆顺序为自上而下，从外到内，顺序起爆。设计8：总体方案：采用钻孔爆破作业船进行钻孔、装药。（1）爆破器材的选择由于在水下爆破，所以选用抗水型的乳化炸药震源药柱，直径90mm，长度600mm，每个药卷质量为4kg，选用导爆管雷管进行爆破网路的连接和起爆。（2）爆破参数的确定由题意可知，H=2.2m，q=2.0kg/m3；钻孔直径d：选用潜孔钻机进行钻孔，d=115mm；超深h，h=（8-12）d，取10d，得h=1.2m；孔深L=H+h=2.2+1.2=3.4m；装药长度Lc，每个炮孔装4卷炸药，Lc=4×0.6=2.4m；每孔装药量Q=4×4=16kg；孔距a和排距b，采用三角形布孔，a=mb=1.15b。由Q=q×a×b×H，得Q=1.15×q×b2×H，将数据代入，解得b=1.8m，a=1.15b=2.1m。填塞方式：由于礁石在水下4m，所以炮孔上面的水可以起到填塞的作用，不用其它填塞材料进行填塞了。（3）起爆体和起爆网路每个炮孔中采用两发高段别的导爆管雷管进行起爆，孔外（水面）相邻孔之间采用短延期雷管连接，以实现逐孔起爆。（4）爆破施工工艺流程（参见教材375-378页）钻孔平台进行施工现场确定孔位下套管钻孔装炸药拔套管连接爆破网路钻孔平台撤离施爆移动钻孔平台至新的位置。设计9：爆破方案：露天深孔松动爆破，为了降低爆破振动，采用逐孔起爆。（1）露天深孔台阶爆破设计H=15m，d=165mm每天爆破规模：200/300=6667m3每次爆破量满足5-10昼夜铲装要求，取6天。每次爆破规模：V总=6667×6=40000m3选取单位炸药消耗量q=0.4kg/m3（f=8左右）抵抗线：W=（25-45）d=30d=5m排间距：b=W=5m采用三角形布孔：m=a/b =1.15a=1.15b=5.8mh=（8-12）d=10d=1.6mL=H+h=16.6m（垂直深孔）Lt=（20-30）d=25×165mm=4.1mQ=q×V=q×a×b×H=0.4×5.8×5×15=174kg选择铵油炸药，装药密度0.8g/cm3每米炮孔装药量Q1=（d/2）2×3.14×100×0.8/1000Q1=17.1kg/m装药长度Lc=Q/Q1=174/17.1=10.2m可间隔长度L3=L-Lt-Lc=16.6-4.1-10.2=2.3m单孔爆破方量：V=a×b×H=435m3一次应起爆的总孔数：n=V总/V=40000/435=92个求出最大同段药量Qmax：由公式导出，式中 R=300m，V=1.0cm/s，对于中硬岩石，K=200，=1.65，将已知数据代入上式，计算得。最多同段孔数n同=Qmax/Q=1769/174=10个。（2）降低爆破振动的技术措施采用毫秒延期爆破，尽量减少最大同段装药量，将其控制在1769kg以内，即最多同段孔数控制在10个以内。每次起爆4排，每排23个炮孔，总孔数为92个。这些炮孔采用Orica高精度导爆管雷管进行网路连接：孔内统一采用400ms延期间隔，孔外主控排相邻孔之间采用25ms等间隔，排间采用50ms等间隔，实现逐孔起爆，使最多同段炮孔数降低到4个，最大同段药量降低为696kg。采用气体间隔器进行中间间隔装药，底部装药高度6.2m，上部装药4m，中间间隔2.3m。这样可以降低炸药爆炸时产生的峰值压力，从而进一步降低爆破振动。合理布置采场工作线方向。爆破时，抵抗线的方向与工作线方向垂直或斜交。抵抗线方向产生的爆破振动最小，相反方向产生的振动最大，而两侧产生的振动居中。但由于抵抗线方向易产生飞石，不该直接对着保护对象。所以，布置工作线时，应使民宅处于工作线的端部，即爆区的侧面，以降低爆破振动对其产生的影响。设计10：总体方案：露天深孔台阶松动爆破。（1）爆破方案已知石灰石的松散系数Ks=1.5，年产量30万m3（实方）；每天爆破方量V天=30万m3/Ks/300d=1000m3/d；（实方）每次爆破量满足5-10昼夜铲装要求，取7.5天，则一次爆破规模为V次=V天×7.5=7500m3；每次爆破岩石量Q次：设石灰石的密度为岩=2.6t/m3，则有：Q次=V次×岩=7500×2.6=19500t；年产量Q年=30万m3×岩=78万t>50万t，属于中型矿山。由于岩石是石灰石，f=8-10，属于中硬岩石，炸药单耗q=0.4-0.5kg/m3左右，根据爆破参数计算得炸药单耗q=0.46kg/m3。选取台阶高度H=10m，每次爆破所需总药量Q总=qV次=0.46×7500=3450kg每次爆破所需总孔数n总=V次/（a×b×H）=7500/（4.0×3.5×10）=54个；每次爆破所需总延米数L总=n总×L=54×11=594m；潜孔钻机所需数量N钻： 式中 L班-每班需钻孔米数，m；L班=V天/（a×b×H）×L/2=1000/(4.0×3.5×10) ×11/2=39.3m；p1-钻机台班效率，m/（台班）；p1=30 m/（台班）；e-废孔率，一般为3%-6%，取5%。将数据代入上式，得N钻=1.38台，取2台。根据矿山的规模，选用2m3的单斗挖掘机用于铲装，其生产效率可用下式计算：式中，V挖挖掘机生产率，m3/h； V铲斗容积，m3，取值为2 m3； n挖掘机每小时循环次数，取值为160次； Kc铲斗充满系数，对于岩石取0.5-0.9，取值为0.7； Ks松散系数，1.5。将数据代入上式，计算得V挖=149 m3/h。挖掘机的台班效率，按下式计算： 式中，VB¾挖掘机台班实际生产能力，m3/(台·班)；V挖¾挖掘机技术生产能力，m3/h；T¾班工作时间，h，取值为8；h¾班工作时间利用系数，即铲装时间占班工作时间的比例，取值60%。将数据代入上式得，Vb=715.2 m3/(台·班).所需挖掘机的数量N挖=V天/2/ Vb=1000/2/715.2=0.7台，取1台。选用自卸汽车进行运输，车箱的容积与铲斗的容积比选为5，得车箱的容积为5×2=10m3，所以，选用载重量为20t的汽车。自卸汽车的需求量可用下式计算： （1）式中 N自卸汽车需求台数，台； Qy露天矿年运输量，t/a，Qy=30万m3×2.6t/m3=78万t； QB自卸汽车的台班生产能力，t/（台班）； NB每日工作班数，NB=2； m矿山工作日总数，d；m=300d； k2自卸汽车不均衡系数，k2=1.1-1.15；取1.1； k3自卸汽车的出车率；取0.75。QB用下式计算： （2）式在 q自卸汽车载重量，t；20t； T自卸汽车的班工作时间，h；取8h； k1自卸汽车的载重系数，取0.85； 自卸汽车的班工作时间利用系数，取0.75t自卸汽车的运输周期，min；该值对汽车需求量影响很大，主要取决于装车时间，行驶时间，卸车时间，等待装车时间；行驶时间取决于运输距离和行车速度。假设运输距离为3km，汽车平均运行速度为30km/h，则t=15-20min，取t=18min。将数据代入公式（1），计算得：QB=340t/（台班）。再将数据代入公式（1），计算得：N=5.6台，取N=6台。（2）爆破参数孔径：d=100mm；超深：h=（10-12）d，取10d，得h=1m；孔深：L=H+h=10+1=11m；填塞长度：Lt=（20-30）d，取28d，得Lt=2.8m；装药长度：Lc=L-Lt=11-2.8=8.2m无水的条件下可以采用铵油炸药，装药密度药=0.8/cm3,则每米长炮孔可装药7.85kg；单孔装药量Q=7.85×Lc=7.85×8.2=64.37kg；排距b=w=（25-45）d，取35d，则b=3.5m；采用三角形布置炮孔，a=m×b=1.15×3.5=4.0m；单位炸药消耗量q=Q/（a×b×H）=0.46kg/m3;（3）起爆网路设计每个爆区包括54个炮孔，分3排，每排18个炮孔，采用孔内、外毫秒微差斜线起爆（大孔距、小抵抗线），起爆网路如下图所示。 采用高精度导爆管雷管起爆。孔内采用400ms延期的导爆管雷管。孔外相邻孔之间统一使用25ms延期雷管连接，连接方法如上图所示。图中每个孔口位置的数字表示地表延期到该孔时所用的时间，单位为ms。（4）飞石安全距离按照爆破安全规程的规定，露天深孔爆破时，个别飞散物对人员的最小安全距离为200m。露天爆破个别飞石安全距离可以参考硐室爆破个别飞石的安全距离计算公式：RF=20KFn2W式中 KF安全系数，一般取1.0-1.5；取KF=1.25； n爆破作用指数；该露天爆破是松动爆破，n值应小于1，但由于起爆时采用的是宽孔距、小抵抗线方式，所以n值应适当增大，取n=1； W最小抵抗线，m；W=3.5m。将数据代入公式，计算得：RF=87.5m<200m。所以安全警戒距离可确定为200m，飞石不会超出该范围。（5）爆破振动影响分析从起爆网路图可以看出，最大同段孔数有3个，最大同段药量为Qmax=64.37×3=193kg。考虑石灰石矿岩性属于中等硬度，所以爆破振动公式中的k和取值分别为200和1.65，警戒线位置距爆区的距离为R=200m，代入公式，计算得V=0.577cm/s。计算结果表明，在警戒范围以外任何位置所产生的爆破振动都小于0.6cm/s，而安全规程规定一般民宅最小的允许振动速度也在1.0cm/s，所以该矿山的爆破不会对周围的民宅及其他建（构）筑物产生破坏性影响，距离稍远时，甚至都感觉不到爆破振动。第二部分 案例分析题参考答案案例1：提高我国岩巷掘进速度的技术措施有：（1）采用中深孔光面爆破技术：在岩巷掘进过程中，尤其是在大断面岩巷掘进时，采用中深孔爆破技术，可以减少钻孔数目，提高钻孔效率，增大一次进尺量，加快掘进速度。采用光面爆破技术，可以提高岩巷壁面质量，减少超挖、欠挖量，减少支护量，加速施工进度，提高掘进速度。将中深孔爆破技术和光面爆破技术结合起来，运用到岩巷掘进中，可以大大提高掘进速度。（2）影响岩巷掘进中深孔爆破速度和质量的技术因素。岩巷的岩性是决定中深孔钻进速度和钻孔质量的决定性因素。所以，在施工之前必须做好地质调查工作，掌握岩体的物理力学性质以及天然的断层、解理、裂隙等情况。根据岩性，选择适合特定岩性的钻机（台车）进行钻孔，提高钻孔精度和速度，保证钻孔的质量。爆破参数对岩巷中深孔爆破速度有很大影响，所以应优化设计参数，尤其是设计好掏槽孔的相关参数，掏槽效果的好与坏，直接影响到每循环进尺量。其次选择正确的光面孔参数及装药结构、装药量、起爆顺序等，并根据岩性，选择合适的炸药，以达到满意的爆破效果，加快施工速度和质量。（3）设备因素，采用大型钻眼台车和重型凿岩机具。采用中深孔进行岩巷掘进时，由于炮孔直径加大，钻孔时的阻力加大，所以应研制新型大型钻眼台车和重型凿岩机具，并应用到实际钻进工作中，以便加大钻进动力，以适应实际需要，加快钻进速度，缩短钻孔时间，提高掘进速度。（4）加强施工组织管理。在巷道掘进过程中，通常要经过钻孔、装药、连线起爆、通风除尘、撬顶除碴等工艺环节，有的还需要支护。由于工艺环节繁多，所以施工组织管理工作显得尤为重要。施工组织得好，各环节之间衔接得好，可以节省时间，缩短每循环周期，加快施工进度。反之，不但施工进度慢，而且会造成巨大的时间和资金浪费。所以，在施工之前，应制定出严格的施工组织图；施工时，责任到人，协调好各环节之间人员、设备的调配，认真按施工组织图施工。并在施工过程中根据现场实际情况灵活应变，将安全、效率、效益集中体现出来，最大限度地提高施工进度。案例2：可根据经验法确定炮孔深度。当断面面积S>12m2，岩石坚固性系数f=7-20时，炮孔深度L=1.5-2.2m。本题中S=12.16m2，f=14，所以选择炮孔深度为2.1m是合理的。在已知巷道断面面积和岩石坚固性系数的前提下，可以用下述公式计算出合理的炮孔数目：个。实际共布置41个炮孔，与计算值接近，所以布置41个是合理的。案例3：为了有效降低爆破振动效应、防止飞石滚石和确保爆破块度均匀，取得满意的爆破效果，还可以采取以下措施：（1）控制爆破规模。在满足生产需要的基础上，尽量缩小每次爆破规模，减小爆破振动。（2）控制最大同段药量。爆破振动的强度与最大同段药量成正比，所以通过采用逐孔起爆，甚至是单孔起爆，可以有效地减少最大同段药量，达到降低爆破振动的目的。（3）优化爆破参数。可能通过减小爆破参数（缩小直径，减小孔网参数），改善爆破效果，避免大块的产生。同时，可以降低同段药量，达到降低爆破振动的目的，并控制飞石的产生。（4）起爆网路。采用逐孔起爆技术或单孔起爆，控制最大同段药量和抛掷方向，控制飞石和爆破振动的强度。（5）炮孔填塞。采用大密度物质作为炮孔的填塞物，减小填塞长度，提高装药高度，降低炮孔口部位产生大块的几率。（6）间隔装药。适当地采用间隔装药结构，使炸药在炮孔中分布得更均匀，改善爆破质量，降低大块率，减小爆破振动。（7）工作线的布置方向。通常爆区的抵抗线方向产生的个别飞石最远，所以抵抗线方向应朝向正西，以减少飞石滚石对周围环境和建筑物的影响。（8）安全防护。在开挖区和保护对象之间采用预裂爆破，事先形成预裂缝，从而可以大大降低主爆区爆破时对保护对象的振动影响。案例4：采用以下方法可以控制块度级配和降低粉矿率：（1）装药结构。采用空气间隔装药，可以降低炮孔中炸药爆炸时在孔壁上产生的峰值压力，减小压缩圈半径，降低粉矿率。（2）线装药密度。通过采用不耦合装药结构，适当减小线装药密度，降低孔壁峰值压力，同样可以降低粉矿率。（3）单位炸药消耗量。适当地减小单位炸药消耗量，可以增大爆破后岩块的块度，减少粉矿率。（4）炸药爆速。采用低爆速的炸药，同样可以降低孔壁上的峰值压力，减小粉矿的产出率，增加块石的产出率。（5）抵抗线和孔间距。为了增大矿石的块度，可以通过增大抵抗线和孔间距，达到弱松动爆破的效果，从而增加块石的产出率。以上的措施应综合考虑，统一实施，以达到生产对块度的要求，同时又要考虑施工的方便性和生产成本。案例5：（参见220-221页）在实际爆破工程设计与施工中，通过以下几个方面体现精细爆破理念：（1）定量化的爆破设计。包括：爆破设计理论和方法；爆破效果的预测；爆破负面效应的预测预报。（2）精心施工。包括：精确地测量放样与钻孔定位；基于现场爆破条件的反馈设计与施工优化；精心的装药、填塞、联网和起爆作业等。（3）精细化管理。包括两个方面，一是实时监控，二是科学管理。实时监控包括：爆破块度和堆积范围的快速量测；爆破影响深度的及时检测；爆破振动、冲击波、噪声和粉尘的跟踪监测与信息反馈；炸药与起爆器材性能参数的检测；爆破监控信息的及时反馈等。科学管理的内容包括：建立考虑爆破工程类型、规模、重要性、影响程度和工程复杂程度等因素的爆破工程分级管理办法；爆破工程设计与施工的方案审查与监理制度；爆破技术人员的分类管理与培训体系；爆破作业与爆破安全的管理与奖惩制度等。案例6：（1）控制全耦合装药长度的方法：首先确定全耦合装药长度。通常底部全耦合装药段的长度不小于1.3倍底盘抵抗线，即1.3×4=5.2m，选取为6m。其次根据炮孔直径、装药密度、装药长度计算出装药量。第三采用散装炸药。第四在装药过程中控制装药量，并实时测量药高，控制全耦合装药长度。（2）上部装药量减半，对爆破效果影响如下：在炮孔不同深度对应部位的岩体受到的约束是不一样的。在底盘抵抗线附近，岩体受到的夹制作用最大，阻力也高，所以应加大装药量，通常采用全耦合装药。而在中上部的岩体，由于台阶坡面的存在，提供了自由面，岩体受到的阻力较小，所以需要的炸药能量较低，因此应降低装药量，避免爆破后，该部位的岩块过分粉碎和过分前抛。适当减少中上部装药量，可以降低炸药爆炸时炮孔中的峰值压力，降低对岩块的破碎和推移作用，使岩块的移动速度与底部岩块的移动速度基本一致，块度破碎更均匀。（3）为了达到同样的效果，可以采取以下措施：一是选择低威力炸药，即选择爆速低、密度小的炸药，降低炸药爆炸时的威力。二是减小炸药装填密度，在炸药威力一定的情况下，减小装药密度，同样可以降低炮孔中峰值压力，达到同样的爆破效果。三是采用空气间隔装药和全长不耦合装药。根据破碎岩体所的装药量，确定空气间隔装药的间隔长度，或是确定不耦合装药的不耦合系数，分别采用空气间隔装药和不耦合装药，都可以达到降低炮孔孔壁峰值压力的目的，从而减小单孔装药量，确保爆破质量。案例7：本设计中存在的不中之处有以下几点：一是孔网参数过小：采用直径